автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.02, диссертация на тему:Разработка технологии раздельной выемки сложных рудных залежей с породными включениями

а о " ''

АКАДЕНИЯ НАУК РОССИИ СИБИРСКОЕ ОТДЕЛЕНИЕ ИНСТИТУТ ГОРНОГО ДЕЛА

На правах рукописи фрейдин Анатолий Наркович

УДК 622.274:622.22:622.23

РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ РАЗДЕЛЬНОЙ ВЫЕМКИ СЛОЖНЫХ РУДНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ С ПОРОДНЫМИ ВКЛЮЧЕНИЯМИ

Специальность: 05. 15. 02 - Подземная разработка месторождений полезных ископаемых

ДИССЕРТАЦИЯ на соискание ученой степени доктора технических наук в виде научного доклада

Новосибирск - 1992

Работа выполнена в Институте горного дела СО РАН и Центральном научно-исследовательском институте олова

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор

Н.Г.Дубынин

академик АЕН РФ,

доктор технических наук, профессор Д.Р.Каплунов

доктор технических наук, профессор В.Е.Авраиов

Ведущее предприятие - Институт горного дела КазАН

Защита состоится 03 19%? г. в /<? . часов на за-

седании специализированного совета Д.003.17.01 при Институте горного дела СО РАН (630091, Новосибирск-91, Красный проспект, 54)

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ИГД СО РАН Диссертация разослана "¿Д" О { 1Э9£ г.

Ученый секретарь

специализированного совета, ^ .

доктор техн.наук, профессор ¿^^-{СЛлл ^^"^гТт^айковский

!

Ре««'

' ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

л»1-'1' "Актуальность проблемы. Систематический рост потребностей в минеральных ресурсах, их. ограниченность, исчерпаемость побуждает общество вовлекать в разработку все более бедные месторождения по содержанию полезных ископаемых. Устойчивая тенденция снижения качества природного сырья особенно заметно прослеживается на действующих подземных рудниках цветных и черных металлов. Анализ деятельности ряда полиметаллических и оловодобывающих рудников показал, что валовая ценность руды за пятнадцатилетний период уменьшилась на 15-20^, или на один и более процентов в год [1].

Эта характерная для мировой практики подземной добычи руд особенность усугубляется усложнением горно-геологических условий разработки: увеличивается глубина горных работ, наблюдается потеря устойчивости целиков, растут объемы обрушения пород в выработках. На рудниках накапливаются так называемые "неактивные" запасы с большими объемами породных включений, с уменьшенной мощностью рудных тел, сложными формами и т.д. Вследствие перечисленных причин дополнительно ухудшаются показатели полноты извлечения и качества добываемых руд. В этой связи академик М.И.Агошков, анализируя состояние горных наук, выделил проблемы сырьевой базы страны, как наиболее актуальные и определяющие основные направления необходимых исследований.

Известно, что повышения содержания металлов в товарной руде возможно достигнуть при их селективной или раздельной выемке. На подземных горных работах селективная выемка, в основном, применялась для отработки весьма тонких жил и крайне редко мощных залежей системой разработки горизонтальными слоями с закладкой. Материалом для закладки чаще всего служили обрушенные во вторую стадию вмещающие породы. Существенные недостатки технологии - двухстадийность отбойки руды и породы, необходимость возведения настилов, потери наиболее обогащенных мелких классов, низкая нагрузка на забой и высокая трудоемкость добычи - обусловили постепенное вытеснение ее из практики рудников. В немалой степени способствовало этому существовавшая в стране система планирования и количественный принцип оценки результатов работы предприятий. Попытка "оживить" технологию

селективной выемки путей использования в качестве настила и доставочного механизма вибрационный плавающий конвейер [4] не дала положительных результатов,и для реализации этой идеи требуются большие дополнительные усилия проектных и исследовательских организаций. В итоге на рудниках применяются исключительно валовые способы разработки, а технология с раздельной выеикой встречается лишь в старательских артелях и литературе.

Однии из основных источников снижения качества полезных ископаемых на месторождениях цветных и черных металлов являются породные включения в рудных телах. Валовая отработка подобных залежей обусловливает снижение содержания полезных компонентов, например, на рудниках Горной Шории на 20-40%, полиметаллических и оловянных рудниках Приморья, Восточного Казахстана до 50-60%. В результате влияние "конструктивного" разубо-живания (за счет вовлечения породных включений) на многих подземных рудниках превышает 50% от общих потерь качества руды при добыче.

Поскольку основные экономические показатели эксплуатации месторождений обусловлены средним качеством минерального сырья, в добывающей промышленности растет себестоимость конечной продукции, снижается прибыль. Противостоять этой негативной тенденции возможно прогрессом в технике и технологии горного производства. Особую актуальность это приобретает в условиях рыночной экономики, когда прибыль становится единственным источником как реконструкции и поддержания производственной мощности предприятия, так и доходов его работников.

Таким образом, имеется острая необходимость решения важной народно-хозяйственной проблемы в создании эффективных технологий раздельной выемки рудных залежей с породными включениями. Диссертационная работа в виде научного доклада посвящена решению основных вопросов названной проблемы на примере сложных рудных тел в разнообразных горно-геологических и горнотехнических условиях. В ней изложены научно обоснованные технологические, технические и экономические решения по раздельной выемке сложных рудных залежей с породными включениями, внедрение которых вносит значительный вклад в ускорение научно-технического прогресса.

Работа выполнена по материалам научно-исследовательских

работ, промышленных экспериментов и опытов, проведенных в 1968 -1991 г.г. при непосредственном участии и под руководством автора на рудниках Дальнего Востока и Северо-Востока страны. Исследования проводились в институтах ЦНИИОлово и ИГД СО РАН по плану НИР ГКНТ СССР, АН СССР, СО АН СССР и Миниета СССР в рамках тем "Развитие научных основ эффективных систем и технологических процессов добычи полезных ископаемых подземным способом" (1981-85 г.г.), "Развитие научных основ эффективных технологий разработки месторождений твердых полезных ископаемых в условиях больших глубин" (Пост. ГКНТ СССР № 5 от 10.03.86 И. НЗ, Н4, Н6, АН СССР Ш 10103-858 от 14.05.86, Приказ-распоряжение Минцветмета СССР и СО АН СССР № 591/1054 от 20.11.85 п.п. 7, 12), "План научно-исследовательских работ на 1986-90 г.г. и на период до 2000 г. по созданию нзучных основ и методов повышения эффективности рационального комплексного освоения месторождений полезных ископаемых и охраны недр" (Пост. ГКНТ СССР № 56 от 10.03.86), Программы НИР по приоритетным направлениям науки 12.9 "Разработка месторождений и обогащение полезных ископаемых" (12.9.1.7., 12.9.1.8., 12.9.1.9.), комплексно-целевой программы сотрудничества БАН и АН СССР по проблеме "Научные основы новых технологий разработки твердых полезных ископаемых в сложных горно-геологических условиях и методы глубокой переработки руд" (1986-90 г.г.).

Цель работы заключается в создании технологии раздельной выемки сложных рудных тел с включениями пустых пород при подземной отработке месторождений в разнообразных горно-геологических условиях.

Идея работы состоит в обосновании технологии разработки сложных рудных залежей с породными включениями на основе использования закономерностей изменения показателей извлечения руды при ее раздельной выемке от коэффициента рудоносности и параметров выемочных участков, изменчивости параметров оруде-нения и погрешностей технологического контура выемки.

Методы исследований. Использовался комплексный метод исследований, включающий научный анализ теории и практики разработки месторождений в сложных горно-геологических условиях, патентный поиск, эксперименты в лабораторных и производственных условиях с применением физического и экономико-математи-

ческого моделирования, методов статистики, натурные измерения, обобщение результатов экспериментов, промышленные испытания.

Научные положения, выносимые на защиту:

1. При отработке сложных рудных тел с породными включениями оценку системы разработки и оптимизацию параметров выемочных участков (подзтажой, слоев, панелей) необходимо производить с учетом коэффициента рудоносности, изменчивости параметров оруденения и погрешностей технологического контура выемки [1,2,13,15,20.41,44,48].

2. Раздельная выемка сложных рудных тел с породными включениями обеспечивается без увеличения количества основных процессов и операций при системах разработки залежей: маломощных - подзтажными штреками с выемкой по падению или наклонными панелями с выемкой комплексами машин, передвигающимися по монорельсу; штокообразных и весьма мощных - подэтажным обрушением с торцовым выпуском руды; обширных пологих мощных и весьма мощных - горизонтальными слоями с твердеющей закладкой или комбинированной с выемкой параллельных полос восходящими слоями с твердеющей закладкой и формированием искусственных целиков, а запасов между ними - подэтажным обрушением с тоЬцовым выпуском руды [1,2,10,15,17,45,46,48-50,75].

3. Коэффициент рудоносности с допустимыми погрешностями определяется как отношение промышленных проб ко всем опробованным сечениям разведочно-эксплуатационных выработок [1,15, 17,24].

4. Условия раздельной выемки промышленного оруденения и оставление в недрах породных включений при системе разработки подэтажным обрушением с торцовым выпуском руды без нарушений технологии добычи обеспечиваются разбуриванием и отбойкой породного прослоя узкой щелью в форме расширяющегося к низу канала длиною, равной горизонтальной мощности прослоя [2,50,75].

5. При комбинированной системе разработки с закладкой выработанного пространства параллельными полосами сдвижение кровли подрабатываемого массива носит циклический характер и разрушение искусственных ленточных целиков происходит по образующимся сдвиговым поверхностям; несущая способность целика обеспечивается, если в нем образуется зона всестороннего сжатия [2,45,46,50,52].

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечиваются использованием апробированных методов исследований, анализом большого объема информации (статистики, экспериментальных данных) с применением математических методов и привлечением для их обработки ЭВМ, экспериментальными комплексными исследованиями, выполненными в большом объеме в широком диапазоне горно-геологических и горнотехнических условий, удовлетворительной сходимостью результатов теоретических расчетов с данными лабораторных опытов и натурных наблюдений, значительным объемом промышленных испытаний, как правило, на нескольких рудниках, и положительным эффектом, полученным при внедрении в производство разработанных рекомендаций на оловянных и полиметаллических рудниках Дальневосточного региона страны.

Научная новизна работы состоит в том, что:

- теоретически обоснованы и экспериментально подтверждены способы раздольной выемки промышленного оруденения и оставления в недрах породных включений без увеличения количества основных процессов и операций при отработке сложных рудных тел системами разработки залежей: маломощных - подэтажными штреками с выемкой по падению, штокообразных и весьма мощных крутопадающих - подэтажным обрушением с торцовым выпуском руды; обширных пологих мощных и весьма мощных - горизонтальными слоями с твердеющей закладкой или комбинированной с выемкой параллельных полос с твердеющей закладкой, а запасов между ними -подэтажным обрушением с торцовым выпуском руды;

- установлены зависимости объема оставляемых в недрах породных включений от коэффициента рудоносности и высоты подэтажа;

- разработана методика оптимизации параметров систем разработки с раздельной выемкой промышленного оруденения, основанная на установленных зависимостях показателей извлечения руды из недр от коэффициента рудоносности, изменчивости параметров оруденения и погрешностей технологического контура выемки;

- теоретически обоснован и осуществлен новый способ раздельной выемки промышленного оруденения при подэтажном обрушении с торцовым выпуском руды, основанный на отбойке породных

прослоев узкой щелью в форме расширяющегося к низу канала, длиной, равной горизонтальной мощности прослоя;

- развиты научно-технические основы технологических схем с использованием вибротехники на погрузочных работах и подземной классификации руд по крупности методом грохочения при разработке маломощных рудных тел;

- экспериментально установлены закономерности оседания кровли при комбинированной системе разработки с закладкой и обрушением, позволяющие прогнозировать несущую способность искусственных ленточных целиков в зависимости от их конструкции, размеров и мощности залежи;

- определены области применения систем разработки с раздельной выемкой промышленного оруденения в разнообразных горнотехнических условиях.

Практическое значение работы заключается в теоретическом обеспечении и создании эффективных вариантов технологии раздельной выемки сложных рудных тел с породными включениями в разнообразных горнотехнических условиях, разработке методов расчета параметров технологий и определения области их рационального применения, создании и научно-техническом обосновании технологических схем с использованием ряда вибромашин для выпуска руды из блоков и рудоспусков, подземной предклассифика-ции рудной массы по крупности. Вследствие этого обеспечивается повышение качества и полноты извлечения высокоценного сырья, перевод части забалансовых запасов в промышленные, рост производительности труда по отдельным процессам в 1,8-2,0 раза и по ряду технологий в 1,3-1,4 раза, повышения общей эффективности горных предприятий в целом. Внедрение законченных исследований и разработок на рудниках Хрустальненского и Дальневосточного комбинатов обеспечило годовой экономический эффект более 2,5 млн.руб.

Личный вклад автора состоит:

- в постановке технологических задач, их решении и анализе полученных результатов;

- в разработке комплекса методик, представляющих в совокупности системный подход к оптимизации технологических решений, определения параметров технологий и области их применения ;

- в создании, промышленных испытаниях и внедрении в производство новых технологических схем раздельной отработки сложных рудных залежей;

- в разработке технологических основ применения вибротехники для подземной предконцентрации, а также выпуска руды из блоков и рудоспусков, в непосредственном участии в создании, промышленных испытаниях и внедрении натурных образцов вибротехники.

Результаты работы реализованы путем:

- внедрения технологий добычи руд на рудниках Хрусталь-ненского комбината (Юбилейный, Центральный, Хрустальный, Ар-сеньевский), ПО "Дальполиметалл" (Николаевский, Приморский), комбинате Запсибзолото (Берикуль), на которых добыто более 8 млн.т руды;

- серийного изготовления вибролент-люков типа ВЛЖ-1М, ВЛЖ-1П и использования их на рудниках Казахстана, Урала, Забайкалья, Дальнего Востока и Северо-Востока страны и Болгарии;

- использования в новых проектах рудников систем разработки и вибротехники, обоснованных в докладе (институты "Гип-роникель", "Сибцветметниипроект", "НИПРОруда" - Болгария);

- использования в нормативных документах-указаниях по безопасному ведению горных работ на Николаевском (1990) и Южном (1987) месторождениях, склонных к горным ударам.

Апробация работы. Основные положения и результаты, содержащиеся в работе, докладывались на ХУ Всемирном горном конгрессе (Мадрид, 1992), на Всесоюзных совещаниях по изысканию способов разработки жильных месторождений (Иркутск, 1963; Ка-валерово, 1972; Москва, 1975), перспективам развития горной техники и технологии (Москва, 1983, 1990), прогрессивным и безопасным методам выпуска руды из блоков (Москва, 1970), технологии подземной разработки руд на больших глубинах (Москва, 1990); Всесоюзной конференции по развитию производительных сил Сибири (Улан-Удэ, 1990), Всесоюзном семинаре по оптимизации горных работ (Новосибирск, 1989), Всесоюзной научно-технической конференции по повышению эффективности разработки месторождений цветных металлов с применением мощного горного оборудования (Джезказган, 1978), Уральской научно-технической конференции (1985), Заседаниях научно-технического совета Минц-

ветнета СССР (1982), Союзполиметалла (1981), Хрустальненского комбината (1970-1983), ПО "Дальполиметалл" (1985-1992), института ЦНИИОлово (1968-1983), научных семинарах ИГД СО АН СССР (1988, 1991, 1992).

Публикации. Список научных трудов автора содержит 136 наименований, включая 2 монографии, 69 статей, 32 авторских свидетельства и 33 отчета. По теме диссертации опубликовано 2 монографии, I брошюра, 49 статей и получено 26 авторских свидетельств.

КРАТКОЕ СОДЕРЖАНИЕ ОПУБЛИКОВАННЫХ РАБОТ

Проблемам подземной разработки сложных рудных залежей металлических ископаемых уделено значительное внимание в работах многих ученых. Особой актуальностью в современных условиях выделяются исследования в этой области, направленные на ресурсосбережение, охрану природы и человека. В развитие теории, техники и технологии подземной разработки сложных рудных месторождений с селективной выемкой полезных ископаемых большой научный и практический вклад внесли советские ученые М.И.Агошков, Г.М.Малахов, 0.А.Байконуров, П.И.Городецкий, Н.В. Дронов, А.Е.Ергалиев, П.Э.Зурков, В.Р.Именитов, Р.П.Каплунов, Г.Г.Ломоносов, А.И.Ляхов, П.А.Махин, А.Ф.Назарчик, Е.И. Панфилов, Г.-Н.Попов, В.А.Симаков, Н.А.Стариков, Н.И. Трушков и др.

Обобщение выполненных этими учеными работ показало, что заложенные основы теоретического и методического решения оценки природных ресурсов месторождений полезных ископаемых, выбора технологии добычи руд отвечают требованиям нарождающихся новых экономических условий в стране. Вместе с тем, анализ работы горнодобывающих предприятий и литературных данных последних десятилетий позволяет утверждать, что в настоящее время разработке эффективных способов ведения горных работ на месторождениях сложного строения с крупными включениями пустых пород, имеющих ряд специфических особенностей, уделено значительно меньшее внимание. На сегодняшний день подобных запасов руд, не отвечающих требуемому содержанию металлов при валовых способах разработки, накопилось в больших количествах на мно-

гих добывающих предприятиях [i]. В нынешних экономических условиях при существенных ограничениях капиталовложений назревает настоятельная необходимость во всеобъемлющей переоценке этих запасов и поиске эффективных вариантов технологии их отработки.

I. ХАРАКТЕРИСТИКА СЛОЖНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

В лекциях, которые слушал автор в студенческие годы, профессор П.А.Махин для оценки сложности рудных месторождений выделял следующие горно-эксплуатационные признаки: неправильные формы рудных тел, наличие апофиз, неясность и извилистость контактов, изменчивость мощности, содержания металлов, элементов залегания, включения пустых пород и вредных примесей, мно-готипность и многосортность руд, нарушенность и низкая устойчивость рудного и породного массивов, обводненность, глубина горных работ и удароопасность. Н.В. Дронов условно разделил месторождения по сложности на три группы. К I группе он отнес залежи, имеющие 2-4 признака сложности, ко П - от 4 до 7 и к Ш - более 7. Если исходить из приведенной типизации, то все исследования автором выполнены на месторождениях Ш категории сложности.

Изучение характерных особенностей маломощных рудных тел проводилось на примере месторождений олова, которые по общим морфологическим признакам и закономерностям строения являются типичными жильными. Для количественной оценки промышленного оруденения были проанализированы материалы опробования и документации по 210 блокам (табл. I). При этом количество добытой руды составляло от 40 до 90% годовой отбойки руды по рудникам. По результатам опробования устанавливались основные параметры рудных тел: мощность, содержание металлов, оруденение во вмещающих породах, изменчивость основных параметров, коэффициент рудоносности [1,5,6,7,15,17,22,24].

В пределах эксплуатационных блоков жильных месторождений нередко наблюдаются выклинивание рудного тела, пережимы, резкие скачки в рудонасыщении или полное отсутствие промышленных минералов. На рис. I приведен типичный пример распределения безрудных участков в плоскости одной из жил Валькумейского

Горно-геологическая характеристика оловянных несторолдений «ильного типа

Рудники

Наименование _

"Хрусталь- "Централь- "Припор- "Иультин- "Велькуией- "Эге-показателей ный" ный" ский" ский" окий" Хайский'

1. Количество проанализированных блоков, ыт 59 48 35 33 10 25

2. Среднее число опробованных сечений

на один блок, шт. 62 51 34 105 95 31

3- Средняя мощность рудного тела в проанализированных

блоках, н 0,20-3,36 0,42-2,24 0,22-0,75 0,52-3,34 0,50-2,95 0,7-3,5

4. Угол падения рудных тел, град. 60-90 50-80 30-70 40-90 50-90 60-90

5. Сетка опробова- 4x6 или 4x6 или

ния, в 4x4 4x4 4x10 4x4 2x2 6x6

6- Коэффициент руда-

носности, доли ед. 0,26-0,99 0,35-1,0 0,40-1,0 0,41-0,88 0,33-0,62 0,58-0,95

Рис. 1 - Характер распределения руд различном ценности по киле оловорудного месторождения■

1 - забалансовые и безрудные участки; 2 - руды средней ценности', 3 - ценные, весьма ценные руды.

месторождения [I]. Численное соотношение безрудних и промышленных участков характеризуется коэффициентом рудоносности. В приведенном примере на рис. I из 45 блоков 36 (или 80%) оказались промышленными. Коэффициент рудоносности при этом колебался от 0,36 до 0,90. В таких широких пределах этот показатель варьирует по всем оловянным месторождениям (см. табл. I).

Анализ данных эксплуатационного опробования по блокам ряда оловорудных месторождений показал, что коэффициент рудоносности правомерно может быть подсчитан двумя способами [1,10, ' 15,17,24]:

Кор =

^ За л

Зал

ni

Егъ

п 1

Еп 1 1

(I)

где Кор - коэффициент рудоносности, подсчитанный по данным эксплуатационного опробования блока;

Кор - коэффициент рудоносности, подсчитанный по данный опробования оконтуривающих выработок;

Бхол - площадь блока с промышленным содержанием руды;

Бял - общая площадь блока;

Пч - количество опробованных сечений по оконтуривающии блок выработкам; - число проб с содержанием металла выше бортового.

При расчете по уравнениям (I) установлена надежная сходимость результатов, что позволяет обоснованно прогнозировать коэффициент рудоносности в блоке до начала его отработки.

Аналогичные условия разработки наблюдаются на многих известных месторождениях, разрабатывающих мощные и весьма мощные залежи (табл. 2).

Отметим также, что на разрабатываемых месторождениях имеется большое количество неиспользуемых промышленных запасов, названных "пассивными", при валовых способах отработки которых не удается достигнуть планового содержания металлов в руде. Кроме "пассивных", на рудниках насчитываются десятки миллионов тонн запасов некондиционных руд с коэффициентом рудоносности,

Характеристика промышленного оруденения на ряде ноиных месторождений

Р 9 д н и к и Показатели _

Верхний Николаев- Тииин- Ий-40- Совет- Керегеи-

□руденення ский ский летия ский ский

ВЛКСМ

Тип оруде- итак- пластооб- линзы линзы, сближен- линзы,

нения верк разная «илы ные вилы ктоки

залежь и линзы

Полезное олово полиие- Полине- полине- золото железо ископаеное таллы таллы таллы

Мощность |Н 5-70 3-70 3-70 10-50 5-30 до 100

Угол падения, град 40-90 5-25 75-90 0-90 50-60 30-60

Коэ»-т РЧдонос-

ности 0|4-0,7 0,5-1,0 0,5-1,0 0,6-0,85 О,2-0,В 0,6-0,9

как правило, ниже 0,2-0,3. Обе эти категории запасов вследствие неправильного подхода к выбору способа их выеики длительное время не используются и нередко безвозвратно теряются [1].

2. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ МАЛОМОЩНЫХ РУДНЫХ ТЕЛ

Разубоживание руды при отработке жил согласно инструктивный материалам определяется по формуле

Р = -—(Ио"?ж)*п х Ю02 , (2)

(И, - Юж) 5 „ + И,6 ж

где Пж и По - средняя мощность жилы и средняя ширина очистного пространства соответственно, м.)

И „ и X « - объемный вес внецаюцих пород и жилы, т/м .

Анализируя уравнение (2), нетрудно установить, что в нем не учитываются включения пустых пород. При коэффициенте рудо-носности К0р < I всегда будет отбиваться дополнительное количество породы, которое увеличит разубоживание на величину:

а уравнение для определения общего разубоживания имеет окончательный вид [I]:

о (Юр - Ш») И п ♦ ГС»к жх(1 - К.р) 1ПЛ~ г = -:-гт-V- X 1002 (4)

(т. - тж) о п ♦ т»й,

Расчеты показывают, что влияние непромышленных участков на ухудшение качества добытой руды весьма значительно. Так при выемке рудного тела мощностью 0,7 и с коэффициентом рудонос-ности 0,6, что близко к условиям рудников Хрустальненского комбината и некоторых рудников Северо-Востока, разубоживание руды за счет неравномерности оруденения возрастает от 39,8% (Кор = I) ДО 63,9% [I].

Если учесть, что при разработке жильных месторождений дополнительные затраты от засорения руды породой превышают 40% от общей себестоимости металлов в концентратах, то становится очевидной актуальность изыскания технологии отработки маломощных рудных тел, при которой до минимума были бы сокращены непроизводительные работы по пустым породам [1,4,5]. Таким требованиям в значительной мере отвечает система разработки подэ-тажными штреками с выемкой по падению, довольно часто применяемая на рудниках США, Канады, Японии и ФРГ. При этой системе удается извлекать тонкие и весьма тонкие жилы с незначительным прихватом боковых пород и оставлять большую часть непромышленных участков блока в целиках.

Для экономической оценки эффективности применения системы подэтажных штреков с выемкой по падению на рудниках Хрустальненского комбината были проведены экспериментальные работы. Испытание системы проводилось в блоке 3-Х жилы Диагональной. Мощность жилы изменялась от 0,05 до 0,50 м и сопровождалась зоной перетертых вмещающих пород с кварцем и касситеритом мощностью 0,2-1,0 м. Коэффициент рудоносности 0,94. Вмещающие породы (глинистые сланцы) - средней устойчивости и неустойчивые.

Нижняя часть блока была отработана применяемой на руднике системой с магазинированием руды и срубовым креплением, а верхняя (высотой 27 м и длиной 42 и) - системой подэтажных штреков с выемкой по падению.

Производительность труда при опытной - отработке верхней части блока оказалась в 1,5 раза ниже, а себестоимость добычи

руды на 26% выше, чей при системе с магазинированием.

Однако коэффициенты изменения качества и извлечения полезного компонента из недр при системе подэтажных штреков были выше соответственно в 1,3 и 1,17 раза.

Второй экспериментальный блок был отработан по жиле Хлоритовой. Рудное тело в блоке представлено зоной дробления с четкими контактами и мощностью от 0,2 до 1,2 м. Коэффициент рудоносности 0,32. Отличительной особенностью жилы Хлоритовой является наличие на контактах безрудной дайки порфиритов. В опытном блоке мощность дайки изменялась от 0,8 до 1,6 м. Положение дайки относительно рудного тела непостоянно,- то есть она встречается как в висячем боку рудного тела, так и в лежачем. Поэтому, во избежание потерь полезного компонента, дайка по существующей технологии отбивается совместно с рудным телом, в результате чего значительная часть руды становится некондиционной .

В связи с этим предложен и испытан новый вариант системы подэтажных штреков с предварительным обогащением отбитой руды

методом грохочения (рис. 2). Регулируя буровзрывными работами степень дробимости жильного материала и вмещающих пород и отбивая боковые породы в кусках повышенной крупности, отсортировывали крупнокусковую фракцию механическим рассевом на специально сконструированном виброщелевом грохоте [25,58,59,71].

Отбитую руду скреперовали в рудоспуск I, откуда питателем 2 (типа виброленты ВЛЖ) подавали на грохот 3. Грохот ВЛГ-1 смонтирован на срубовом колодце Ч. Материал, прошедший грохочение, делили на два класса крупности. Мелкую и обогащенную фракцию ма-

ЕЯ - Бапачсобис

вяз - »«леем;

"'промышленные цели ни

Рис- 2. Схема отработки блока 4-У по и-Хлоритово»-

1 - рудоспуск; 2 - виёролик типа газинировали в срубе Ц, а круп-

влж; 3 - грохот ВЛГ-1I 4 - бункер немкой Фракции; з - бункер ную _ в бункере 5 и раздельно

выпускали из люков 6, оборудованных вибролентаии ВЛЙ.

В результате сортировки по крупности удалось выделить свыше 50% породы с отвальный содержанием металла. Содержание металла в добытой руде повысилось на 65% по сравнению с отбитой (табл. 3).

Таблица 3

Сравнительные результаты отработки блока 4-4 ж- Хлоритовой

Показатели Система с иагазинированием Система подэтажных игреков

руды и срубовым креплением в обычном исполнении с механическим грохочением руды

Содержание металла в балансовых запасах, К 0,418 0,418 0,418

Содержание неталла в отбитой жильной насев, У. 0,418 0,615 0,615

Содержание металла в добытой руде, •/. 0,167 0,268 0,368

Коэффициент извлечения балансовых запасов, д.ед. 0,89 0,90 0,75

Коэффициент изменения качества руды, д-ед. 0,40 0,64 0,88

Трудоемкость добычи, чел.час./н 2,02 2,75 5,45

Себестоимость добычи руды, руб/т 17-10 19-20 24-04

Себестоимость 1 кг олова в 20'/, концентрате, руб/кг 21,05 14-35 12-48

Применение нового варианта системы подэтажных штреков с грохочением руды по сравнению с обычным вариантом подзтажной выемки и системой с иагазинированием руды, соответственно увеличило прибыль на I т балансовых запасов на 9,5 и 21 руб. [1,17,20]. Однако испытанный вариант системы отличается повышенными потерями и может быть рекомендован лишь в определенных горно-геологических условиях: при четких легкоотделяемых контактах рудного тела с вмещающими породами, отсутствии орудене-ния в последних, а также при выемке руд невысокой ценности.

Проведенные экспериментальные работы и технико-экономические расчеты позволили установить влияние основных факторов на трудоемкость и себестоимость добычи руды при системе [1,15, I?]. Совместное влияние ширины очистного пространства и крепости пород на трудоемкость добычи описывается нижеприведенны-ии уравнениями.

Для погашения подэтажного целика:

< Я? I

у..„ = ¡^ ♦ 0,16 - 0,1 , (5)

Пцея \|Пцал

для проходки штрека:

у.ТР = а + ё ¡4— + с^2 - (1МИТр|, (6)

П.т '

где У и. а л, Уштр - соответственно трудоемкость добычи руды при

погашении подэтажного целика и проходки штре-/ з

ка, чел.час./м ; Мквл, Н.тр - ширина выемки подэтажного целика и ширина штрека соответственно, м; ? - крепость пород в забое по шкале буримости. Значения коэффициентов О, С, (1 в уравнениях (5) и (6) зависят от устойчивости вмещающих пород [1].

Трудоемкость добычи руды в целом по системе разработки (У) можно определить из уравнения:

У = tixУЯr, + ^У*,« + УП.Р , (7)

где ^ и - коэффициенты, учитывающие соответственно долевое соотношение добычи руды от проходки подэтажных штреков и погашения подэтажных целиков, доли ед.;

У п. р. - трудоемкость горно-подготовительных работ, чел.час/мэ.

Значения коэффициентов \хъ\г определяются из выражений (8) и (9)

м .Ь

_ _"«""'тр__^ ^^

1 М.трК.ТР + М*»^»»^«

\г= 1 - , (9)

где Ь.тр. И^вл - соответственно высота подэтажного штрека и целика, и;

Кв- коэффициент, характеризующий объем (площадь) безрудных участков в блоке, выделенных в целики, доли ед.

Трудоемкость горно-подготовительных работ определяется обычным расчетом. Для рассматриваемой технологии У п.*. количественно мало отличается от трудоемкости подготовки блоков к выемке другими системами (например, с магазинированием руды).

Для определения величины К в использовался графо-аналити-ческий метод. На геологические карточки отработанных блоков по данным опробования наносились контуры забалансовых участков (изолинии бортового содержания металла) и проектировались по-дэтажные штреки при заданных параметрах подэтажа. Затем выделялись породные участки, оконтуренные с обеих сторон подэтаж-

ными штреками, и с помощью планиметра подсчитывалась их площадь. В том случае, если непромышленный участок наблюдался только на одном из штреков - вышележащем или нижележащем, то эта часть подэтажно-го целика планировалась полностью к выемке. Затем подсчи-тывалось отношение площади выделенных непромышленных участков ко всей площади блока.

Величина коэффициента К ■ определялась по блочным карточкам рудников "Хрустальный" (24 блока), "Центральный" (II блоков) и "Эге-Хая" (18 бло-

КоЭФфициент рудонас пасти: ¿длиед.

Р и о. 3- Зависимость площади блока, оставляемой в непромышленных целиках, от коэффициента рудоносности.

ков). Исслбдования показали, что относительная площадь, которую возможно выделить и оставить в безрудных целиках, зависит от коэффициента рудоносности (рис. 3).

Общее ухудшение качества руды в результате ее добычи характеризуется коэффициентом изменения качества (К„ач), который для рассматриваемой технологии может быть определен из уравнения (10)

и а К1 . шХ Х*(Н.ТР-и) X пхё

xi -г-тт--г;- +

с К»к«тхс юй«+(М.ТР-ш) К г

(10)

иХ «сх(Н»в„-т) X „хб

и

1йХ«Сх(11 цв Л-И) X п

где К1 - коэффициент, учитывающий потери полезного компо-* . нента в оставляемых забалансовых целиках, доли 0Д.;

С,0,6 - содержание металла в балансовых запасах блока, добытой руде и во вмещающих породах соответственно, %■.

К|т - коэффициент, учитывающий увеличение объема добытой руды за счет вторичного разубоживания, доли ед.

Потери полезных компонентов при системе в межблоковых целиках и в отбитой руде сравнительно постоянны, определяются прямыми замерами и могут быть оценены соответственно в 4,0-4,5 и 2,0%. Количество металла в оставляемых забалансовых целиках может колебаться из-за изменчивости содержания и ошибок опробования .

С целью оценки достоверности учета количества металла в забалансовых целиках было проведено контрольное опробование 225 бороздовых сечений штрека с интервалом через 3 м и изучено распределение расхождений содержаний между пробами в диапазоне возможных ошибок [1,22]. Анализ результатов опробования с применением статистических методов показал, что для условий Хрус-тальненского комбината при выделении забалансовых целиков по 4 или 6 опробованным сечениям вероятность допустить ошибку составляет соответственно 2,9 и 1,8%, и расчетное количество металла в целиках должно быть увеличено в 1,1 и 1,06 раз. В том

случае, когда целик с забалансовым содержанием металла выделяется по 8 и более опробованным сечениям, дополнительными потерями металла можно пренебречь.

Себестоимость добычи руды при системе подэтажных штреков с использованием переносного горного оборудования на 25-30% выше, чем при системе с магазинированием руда и зависит от устойчивости вмещающих пород, выемочной мощности, высоты подэтажа и коэффициента рудоносности. Перечисленнйе связи описаны уравнениями (II)-(I5), которые имеют вид при проходке подэтажных штреков в устойчивых вмещающих породах:

(II)

(12)

(13)

С.ая = 2,21+18,94 1 -0,22 гр-*0,21 (14)

Общая себестоимость добычи I т руды может быть рассчитана по формуле:

Сдоа = t£ШTp + и«. (15)

В настоящее время система разработки подэтажными штреками с выемкой по падению применяется также на руднике "Приморский" и испытывается в оригинальном исполнении [47,78] на Южном

- _ Г со М ' т т I» ' ^»«ь * и > И«тр

в породах средней устойчивости:

Г СТО 20'59 Ь.ТР = О.ээ + ¡3-,

П.тр

в породах слабоустойчивых:

Г 7 04 20'77

и„т„ = 7,21 + п-

П.тр

и при погашении надштрековых целиков:

месторождении ПО "Дальполиметалл", склонной к горный ударам.

Для широкого внедрения технологии в практику работы рудников требуется существенно повысить производительность труда при проходке подэтажных штреков и доставке руды в блоке. С этой целью в работе предложена и разработана технология выпуска и доставки руды [1,53,54,5б], основанная на применении вибролент, а также рекомендован новый вариант системы разработки подэтажными штреками с вибросортировкой отбитой руды. Техническая характеристика конструкций погрузочно-доставочных машин, разработанных с учгстием автора [з,8,12,16,18,25,58-63, 65,67-69, 71] приведена в табл. 4.

Таблица 4

Параметры и характеристика новых конструкции наиин

Вибролента- Вибрационный пэгрузо- Виброгро-

Показатели лак ВЛЖ-1М, поставочным комплекс хот ВЛГ-1

ВЛЖ-1Н

погрузчик конвейер

ВЛП-2 ВЛК-2

Техническая произ- 25-90

водительность ,т/час 170-250 40-60 60-80 250-300

Угол наклона гори-

зонта при работе,

град. 10-16 4-12 4-15 7-15

Мощность привода,

КВТ 0,6 1,2 1,2 3,2

Вознуцамцие усилия,

т 0,56 1,2 1,0 1,1-3,2

Размеры одной сек-

ции, нн

длина 1500 1600 1500 3000

ширина 900 600 600 1900

высота . 250 250 250 800

Масса, кг 110 150 50 800

*,«* - соответственно при цели грохота 50 и 200 мм.

Конструкция виброленты-люка ВЛЖ-1М и ВЛВ-1Н широко освещена в литературе [з,8,12,14,21,27] и выпускается серийно. Ее применение обеспечивает рост производительности труда на погрузочных работах в блоках к участковых рудоспусках в 2,0-2,5 раза и практически исключает травматизм. Взамен скреперной доставки в работе предложен вибрационный погрузочно-доставоч-ный комплекс, включающий вибропогрузчик [56,57] и вибролен-

ту-конвейер [53,54]. Стендовые и промышленные испытания комплекса показали, что с его применением возможно повысить производительность труда по наиболее трудоемкому при системе процессу доставки руды в 2,0- 2,5 раза. Разработанная [55,58,59,71] и широко испытанная в промышленных условиях подземных рудников Хрустальненского и Запсибзолото комбинатов, на карьере Иерловая гора, приисках Индигирзолото [1.25] конструкция виброщелевого грохота отличается незначительными капитальными и эксплуатационными затратами, не требует бетонных фундаментов, надежна в работе. С применением подземной предкласси-фикации руды создаются условия для включения в эксплуатацию весьма тонких жил, числящихся как забалансовые, и укрепить сырьевую базу многих жильных месторождений. В настоящее время эта технология принята для широких промышленных испытаний, на рудниках комбината "Горубсо" (Болгария).

Важный источником повышения производительности труда при системе подэтажных штреков является применение малогабаритного самоходного оборудования, освоенного на рудниках США, Швеции [19,23]. Другим эффективным направлением совершенствования способов разработки маломощных рудных тел является технология добычи руды на основе проходческо-добычных комплексов горных машин, передвигающихся по монорельсу [29,33,35]. Технологическая схема одного из таких вариантов показана на рис. 4. Сущность этой технологии заключается в проходке наклонных восстающих (те же подэтажные штреки пройденные под углом, обеспечивающим самотечный выпуск руды) и последовательной отбойки панелей с выделением безрудных (забалансовых) участков в целики. Выполненная технико-экономическая оценка технологии отработки жил

Рис- 4. Технологическая схема отработки залежи наклонными панеляии с выемкой комплексами1 передвнгажиммн-ся по монорельсу:

1 - руда! 2 - беэрудное вклинение! 3 - обставленные беэрудные целики, 4 - откаточный ытрек; 5 - вентиляционным игрек; 6 - орты, заезлы! 7 - взрывные скважины.

наклонными панелями с использова нием машин на монорельсе показала [35], что ее применение (при уровне затрат в начале 80-х годов) экономически оправдано при мощности рудного тела 2, 5 м при относительно спокойном залегании рудного тела (б<0,55, где б - величина случайной изменчивости контактной поверхности руда-порода), а в условиях сложной морфологии жил (б>0,55) при мощности 3 и более м.

3. ИССЛЕДОВАНИЯ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ПОДЭТАЖНЫМ ОБРУШЕНИЕМ С ТОРЦОВЫМ ВЫПУСКОМ РУДЫ ПРИ ОТРАБОТКЕ ШТ0К00БРАЗНЫХ И КРУТОПАДАЮЩИХ МОЩНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ

При отработке сложных рудных залежей системой подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды также имеется возможность индустриальными методами выделять и оставлять в недрах породные включения. Основываясь на теории поведения сыпучего материала при истечении в отверстие С.Б.Стажевского, разработан способ выделения породных прослоев путем их разбуривания и отбойки в форме расширяющегося к низу канала длиной, равной горизонтальной мощности непромышленного включения [?5]. Это позволит уменьшить объем бурения и расход ВВ, исключить необходимость выгрузки забоя и заполнить выработанное пространство обрушенными породами, предотвращая зависания и заброс руды при отработке нижележащей панели.

Промышленные испытания технологии осуществлялись на Николаевском полиметаллическом месторождении [2,45,50]. Параллельно решалась задача: оценить возможность применения подэтажного обрушения для отработки слепых рудных залежей с крепкими труд-нообрушаемыми породами, склонными к горным ударам. Рудная залежь, в которой проводились испытания, залегала на глубине 700 -800 м и представляла собой тело изометрической формы, вытянутое по вертикали. Залежь сложена геденбергитовыми скарнами с гнездово-вкрапленной сульфидной минерализацией (модуль Юнга -5,15x104 МПа, коэффициент Пуассона - 0,26-0,30, б ож = 65-135 МПа). Вмещающие породы - кварцевые порфиры с включениями алевролитов, песчаников, кремнистых пород (модуль Юнга 5,5-6,6x104 МПа, коэффициент Пуассона - 0,22-0,27, б сж = 60 -135 МПа). Руды и вмещающие породы склонны к разрушению в дина-

иической форме. Горизонтальная составляющая тензора напряжений превышает хн в 1,5-2,5 раза. Повышенные напряжения в массиве и опасность горных ударов приурочены к зонам сопряжения границ основных тектонических блоков месторождения.

Отметим также, что залежь содержала породные включения (глыбы известняка) в объеме около 25%. Принятый вариант системы разработки отличался от известного [7б] тем, что запасы первого и частично второго подэтажа отрабатывались без обрушения кровли камерами трапециевидной формы. Породы кровли поддерживались междукамерными целиками и предварительно были разбурены скважинами по форме свода устойчивого равновесия. Нижняя часть свода в непосредственной кровле была принудительно обрушена на отработанные камеры первого подэтажа, а верхняя была подготовлена к самообрушению камуфлетнын взрыванием сква-жинных зарядов.

Предварительно с использованием метода конечных элементов изучались закономерности распределения напряжений в разрабатываемом массиве* [2,39,42]. Установлено, что при отработке залежей на больших глубинах системой подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды рудный массив подвержен значительно меньшим горизонтальным напряжениям (на 30-40%), чем при системе этажного обрушения. Повышенного внимания и крепления при этом требуют участки: сопряжения подэтажных ортов и транспортных штреков; кровля породного участка буродоставочной и транспортной выработок; контакт вмещающих пород с торцом подэтажного орта (место проходки отрезной выработки) подготавливаемого подэтажа.

Контроль за устойчивостью кровли рудного тела осуществлялся через 6 скважин (рис. 5"а"). В четырех из них были заложены глубинные реперы. Две скважины (2 и 3) служили для наблюдений за обрушением кровли. Сдвижение кровли протекало в форме отрыва от массива отдельных блоков по естественным и созданным камуфлетным взрыванием плоскостям ослабления. Обрушение происходило до образования устойчивой сводообразной формы обнажения. По мере расширения площади отработки залежи рос-

*Расчеты выполнялись к.ф.-м.н. В.М.Серяковым, постановка задачи и анализ результатов расчетов - автором.

Рис. S._Состояние кровли при отработке залежи подэтажнни

горного удара; 6 - после горного удара? 1-6 - скважины", 7 - тектоническая зона? В - вскрытое тектоническое нарумение, 9 - контур отбойки; 10 - контур обручения на 01.12.87! 11 - то же на 21-01.89.

ли и объемы свода обрушения.

Контроль за удароопасностью массива осуществлялся электрометрический и сейсмоакустическим методами. При отработке трех верхних подэтажей отсутствовали какие-либо признаки развития повышенных концентраций напряжений в краевых участках массива. Отношение электросопротивления пород в нетронутом массиве (Я и.и.) к электросопротивлению в зоне опорного давления (Рп.оп.) не достигало предельных значений, то есть Р».н./Ян..п. < 5-10.

В процессе доработки горизонта -22? и (см. рис. 5"а") очистными работами была подсечена плоскость тектонического нарушения, ранее не учтенная в проекте горных работ. В результате между тектонической зоной 7, по которой формировалось принудительное и естественное обрушение, и вскрытым тектоническим нарушением 8 оказался подработанным крупный структурный блок клиновидной формы. Технологическим взрывом на нижележащем подэтаже был вызван торный удар с подвижкой и разрушением этого блока. Объем выброшенной породы из кровли залежи составил

25-30 тыс.и3 (рис. 5"б"). В двух транспортных выработках отработанных подэтажей на сопряжении с буродоставочными штреками произошли вывалы объемом 1,5-2,0 м3. В выработках рабочего горизонта разрушений не отмечено.

Проведенный эксперимент показал, что для образования устойчивого свода над очистным пространством необходимо установить размеры и местоположение структурных блоков, разрушить и исключить, тем самым, их возможные зависания. Своду следует придавать шатровую форму. Эти рекомендации были учтены при проектировании и отработке двух последующих участков месторождения площадью соответственно 30x40 и 40x70 м. Отметим, что своды шатровой формы над очистным пространством указанных размеров оказались устойчивыми в течение четырех лет. К настоящему времени завершается доработка этих участков и производится закладка выработанного пространства породами из проходческих забоев.

В течение последних шести лет на Николаевском руднике системой подэтажного обрушения добыто свыше 1,2 млн.т. При отработке глыбового рудного тела № 3 (КвР = 0,76, высота подэтажа К„ - Ю-15 м) удалось выделить и оставить в недрах описанным выше способом около 32 тыс.т породных включений. Конструктивное разубоживание по сравнению с камерно-целиковой выемкой было уменьшено на 3,7%. При отработке блоков Север-1 и Север-2 (Квр = 0,78, Кп = 15 и) конструктивное разубоживание снижено на 2,2%. Обобщение результатов экспериментальных работ, графо-аналитические построения контуров выемки на разрезах позволили установить влияние на вероятный относительный объем оставленных в недрах породных включений в зависимости от Кор и Ир:

к, = ОЛ - 0,285Квр - 0,012ТТ1„ (16)

Уравнение (16) построено для условий Николаевского месторождения. При этом высота подэтажа варьировалась от 8 до 20 и, Кор - от 0,39 до 0,94. Коэффициент множественной корреляции составил 0,883, что свидетельствует о достаточной надежности установленной связи.

В начале 80-тых годов под научным руководством и при ак-

тивнои участии автора систеиа разработки подэтажныи обрушением с торцовым выпуском руды испытывалась и осваивалась на руднике Юбилейный Хрустальненского комбината [27,28,30-32,35,36,44]. Рудник разрабатывает штокообразные рудные залежи, разделенные безрудными прослоями или участками некондиционных руд. Мощность рудных тел изменяется от 10 до 120 м, мощность безрудных прослоев от 6 до 30 и. Угол падения от 50-80° в верхней части и до 20° на глубине 400-500 м. Коэффициент рудоносности по отдельным блокам изменяется от 0,24 до 0,81.

В ходе опытно-промышленных испытаний системы подэтажного обрушения проводились аналитические расчеты, лабораторные и промышленные эксперименты для совершенствования основных процессов технологии добычи руды. Главное внимание было уделено вопросам эксплуатационной разведки [2], организации проходческих работ [28,30], выбору параметров буровых работ [37], оптимизации параметров отбойки и выпуска руды [34,36,41,44]. Как показали исследования [2,36,44], существует тесная взаимосвязь между основными параметрами системы разработки (высотой подэтажа, шириной панели, толщиной обрушаемого слоя руды), количественными и качественными показателями извлечения полезного ископаемого из недр и экономическими показателями добычи и переработки руды. На основе результатов выполненных работ, а также положений теории выпуска руды профессора В. В. Куликова для донного выпуска, разработана методика оптимизации параметров системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды ПДМ [2',41,44]. Общие положения методики включают:

- установление коэффициента рудоносности разрабатываемого блока (участка,залежи);

- определение величины изменчивости контуров рудных тел и погрешностей технологического контура выемки с учетом параметров БВР (глубины бурения, величины случайного отклонения скважин);

- прогнозирование количественного и качественного уровня извлечения руды из недр при отбойке в зависимости от коэффициента рудоносности изменчивости контуров рудных тел и технологического контура выемки;

- прогнозирование количественного и качественного уровня извлечения руды при выпуске под обрушенными породами в зависи-

мости от параметров системы разработки;

- определение технико-экономических показателей добычи и обогащения руды в зависимости от параметров рудного тела и системы разработки;

- разработка алгоритма расчета оптимальных параметров с учетом изменяющихся затрат и валовой ценности полезных компонентов, составление программ на ЭВМ;

- выбор оптимальных параметров системы разработки по критерию максимальной прибыли на I т балансовых запасов.

Количественная оценка величины случайной изменчивости контура рудного тела по падению и простиранию производилась по методу последовательных разностей [34,41,44]. Число последовательных разностей в объединенном ряду по падению или простиранию рудного тела принималось от 0,5 до 1,5-2,0 тыс. Замеры производились на геолого-маркшейдерских планах и разрезах в масштабе I : 200.

Определение количественных и качественных потерь с учетом только случайной погрешности контактной поверхности рудного тела неправомерно. На величину количественных и качественных потерь не меньшее влияние оказывают параметры системы разработки буровзрывных и эксплуатационно-разведочных работ и применяемое технологическое оборудование. Параметры эксплуатационно-разведочных работ влияют на достоверность оконтуривания и подсчета балансовых запасов в пределах блока, участка. Параметры системы разработки, буровзрывных работ и технологическое оборудование определяют технологический контур выемки рудного тела. Несоответствия технологического контура выемки контуру рудного тела в пределах блока, участка считаются основными источниками потерь и разубоживания руды. Общая погрешность совместного влияния перечисленных факторов носит вероятностный характер и является случайной величиной:

6 = \|(5 г * б1 * б\* б1) г (17)

где

бг : \1(б?<к)ь+б?<к>а,):2 г

б - общая погрешность технологического контура выемки

балансовых запасов в блоке , соответствующая параметрам системы разработки и буровзрывных работ, м;

б г - погрешность геологического контура балансовых запасов, соответствующая определенным параметрам системы разработки и буровзрывных работ, и;

б з - допустимая погрешность забуривания скважины по сравнению с паспортом БВР, и;

б 1 - допустимая погрешность в определении длины и местоположения заряда ВВ в скважине по сравнению с паспортом БВР, м;

б и - погрешность отклонения (угловое, азимутальное) скважины от западного направления, отнесенная к середине длины скважины, м;

б г <к >ь ~ погрешность геологического контура балансовых запасов по простиранию рудного тела, соответствующая параметрам системы разработки и буровзрывных работ, м;

б г <к )ос - погрешность геологического контура балансовых запасов по падению рудного тела, соответствующая параметрам системы разработки и буровзрывных работ, и.

Методика определения вероятных потерь руды в бортах очистного пространства по мощности рудного тела приведена в работе [9,44]. Расчет полноты и качества извлечения руды и обоснование параметров системы разработки осуществляется по алгоритму [2,41,44], составленному для двух условий: руда отбивается внутри рудного массива, без изменения природного качества (а=С) и с изменением природного качества за счет прихвата вмещающих пород и потерь руды на контактах с ними (0<С).

Для получения исходных данных для расчетов и определения параметров фигуры выпуска был проведен эксперимент в производственных условиях на руднике Юбилейный [зб]. При подготовке эксперимента между взрывными веерами скважин были пробурены дополнительные скважины-дублеры диаметром 51 мм, в которые вводились меченые жетоны. Всего было пробурено б экспериментальных вееров по II скважин в каждом длиной от 4 до 12 м с углом наклона от 40 до 90°. Одновременно взрыванием обрушались три веера скважин с размещенными в них жетонами. При выпуске руды наблюдатель регистрировал вышедшие жетоны и одновременно фиксировал количество выпущенной рудной массы, составившее по

веерам » 56. 57 825 т, по веерам № 58, 59, 60 807 т.

Угол выпуска в натурных условиях на флангах панели составил 70°, по центру панели 65,5-66,5°. Разница между этими показателями свидетельствует о неравномерности коэффициента разрыхления руды в слое. На флангах панели коэффициент разрыхления отбитой руды несколько ниже, чем в центральной ее части. Угол отклонения большой оси фигуры выпуска от плоскости массива в сторону очистного пространства составляет 3,5-4,5 . Полученные результаты хорошо согласуются с данными лабораторных исследований на объемной модели, где был зафиксирован средний угол выпуска 72е и угол отклонения большой оси фигуры выпуска 5° [2].

Оптимизация параметров системы разработки, выполненная по критерию прибыли на I т балансовых запасов с учетом установленных показателей извлечения руды, показала, что для условий отработки штокверка Верхнего месторождения при среднем содержании металла в балансовых запасах рациональными параметрами (при ромбовидной форме панели) являются: высота подэтажа 10 и ( высота выпускаемого слоя 16.5 м). ширина панели II м.^толщи-на отбиваемого слоя 3,5м,угол наклона борта панели 70° (угол забуривания крайних скважин в слое). Расположение буродоста-вочных выработок на подэтажах-шахматное. При таких параметрах буро-доставочные выработки площадью 12,5-15,0 м являются достаточным компенсационным объемом для нормального разрыхления руды (КР = 1,32-1,35), при котором происходит свободное истечение отбитой руды без образования зависаний. Параметры фигуры выпуска в этом

п, еЯ/гн

, 1 т 6а-подэтажа

Рис. 6. Зависимость прибыли 1 лансовых запасов (П ) от высоты (Ъ ) и ширины панели. 1п

1-4 - иирина панели соответственно В,9,10 и И н

случае максимально приближены к форме и размерам ромбовидной панели.

Полученное значение оптимальной высоты подэтажа (рис. 6) справедливо для условий применения на месторождении станков типа ЖЛХ, СОЛО при диаметре скважин 51 мм и фактически установленных инклиметрической съемкой отклонений скважин [37]. При использовании станка НКР-100 м оптимальная высота подэтажа возрастает до 13,5 м [2,44], то есть с уменьшением погрешностей в разбуривании массива высота подэтажа будет возрастать [2,51].

Определенные расчетами рациональные параметры системы разработки были апробированы при отработке блока 5-ХП-В рудника Юбилейный. Достигнутые технико-экономические показатели приведены ниже [2.36].

Высота подэтажа

20 м

10 м

Балансовые запасы,%.... Добыто товарной руды.%.

Потери,%...............

Разубоживание,%:

100,0 110,0 16,0

взрывчатых вецеств................

стали буровой.....................

Экономия электроэнергии, тыс. кВт.ч.

100,0 122,0 5,9

с учетом прослоя пустых пород......... 29,4 20,5

без учета прослоя пустых пород........ 24,5 14,7

Объем горно-подготовительных работ.

м3/Ю00 т............................... 30,1 52,1

Производительность труда, мЭ/смену:

на проходческих работах............... 13,6 13,6

на очистных работах................... 22,6 25,9

Содержание олова в товарной руде,%...... 100,0 106,0

Затраты на добычу и переработку I т руды.Х 100,0 102,0

Себестоимость I т олова в концентрате,% 100,0 94,3

Прибыль на I т балансовых запасов,%..... 100,0 142,0

Экономия материалов,т:

8,3 0,276 18,1

Из приведенных данных видно, что при отработке блока сис-

теыой с высотой подэтажа 10 м увеличился удельный объем горноподготовительных работ в 1,7 раза,возросла себестоимость добычи и переработки руды на 2%. Однако за счет улучшения показателей извлечения увеличилось содержание металла в товарной руде, что и обусловило снижение себестоимости I т олова в концентрате. Уменьшение потерь отбитой руды позволило сократить расход ВВ, буровой стали и электроэнергии.

Благодаря снижению высоты подэтажа повысилась среднесмен-ная производительность буровых установок на 12%. При этом уменьшились абсолютные отклонения скважин, что повлекло за собой снижение выхода негабарита и повышение среднесменной производительности погрузочно-доставочных машин (ПДМ) в 1,5 раза.

Вместе с тем в ряде случаев после выпуска 20-40 % отбитых в слое запасов руды резко возрастало количество негабаритных кусков в забое. Причиной этого явилось нарушение шахматного расположения выработок выпуска. Поскольку по оси фигуры выпуска скорость движения частиц максимальная, в выработку прорываются налегающие породы повышенной крупности, что приводит к увеличению выхода негабарита и резкому уменьшению объема выпуска чистой руды. При дальнейшем выпуске в центре панели (вдоль оси фигуры выпуска) образуется столб хорошо разрыхленных пород повышенной крупности, который препятствует движению к выпускной выработке отбитой руды на флангах панели.

Показатели извлечения руды при шахматном расположении по-дзтажных выработок, а также со смещением оси выработок относительно проектного положения на 4,5 м приведены ниже [2,3б].

Показатели

Расположение выработок со смещением шахма1

шахматное

Балансовые запасы слоя, т.....

Добыто рудной массы, т........

Количество промешиваемых пород, т

Разубоживание руды,%..........

Возврат руды, оставленной на выше лежащем подэтаже, т...........

32,0 8,8 400,0

984,0 742,0 158,0 21.3

1016,0 1121,0 168,0 14,9

302,0 83,0 63,0

То же, %......

Потери руды, т

То же, %............

Выход чистой руды, %

40,6 30,0

6,2 66,0

Как видно, при смещении оси буро-доставочных выработок на 4,5 м относительно проектного положения потери руды возрастают более чем на 30%, разубоживание - на 6,4%. Аналогичные результаты получены при исследованиях на моделях. Как видно из рис. 7, смещение оси выработки относительно оси панели всего на I м влечет за собой увеличение потерь на 8 % (главным образом за счет уменьшения возврата руды из откосов между доставочными выработками на вышележащем подэтаже) и сокращение выхода чистой руды на 15 %.

Приведенные данные сви-

Р к с. 7. Влияние смещения о** .. _ доставочной выработки относи- детельствуют о важности чет-тельно оси панели ( 1> иа показатели извлечения руды- кого соблюдения шахматной

схемы расположения доставочных выработок, отступление от которой даже на незначительную величину заметно снижает показатели извлечения руды из недр и эффективность системы разработки.

Расчеты и промышленные испытания параметров системы разработки показали высокую эффективность отработки штокверка Верхнего месторождения системой подэтажного обрушения с высотой подэтажа 10 м, при ширине панели Ими толщине отбиваемого слоя 3,5 н. Внедрение рациональных параметров этой системы позволило уменьшить потери и разубоживание руды соответственно на 10 и 9 %, увеличить производительность труда на очистных работах почти на 15%, прибыль в расчете на I т балансовых запасов на 42%, получить значительную экономию материалов и энергии.

Выполненный комплекс работ по испытанию и внедрению системы разработки подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды на руднике "Юбилейный", показали, что новая технология по сравнению с этажно-камерной системой разработки (проектный ва-

риант) позволила: снизить в 2 раза объем подготовительно-нарезных работ; повысить производительность труда в 2,2 раза; уменьшить издержки производства по пряным затратам на обеспечить высокую безопасность работ даже при неустойчивых рудах; комплексно механизировать процессы добычи руды; снизить затраты на поддержание выработок выпуска; совместить на одном рабочем горизонте в единый технологический процесс работы по проходке выработок, бурению, отбойке, выпуску и доставке руды.

Кроме того, эта технология, как показывает опыт шведских рудников [51], может эффективно применяться на больших глубинах в легко обрушаемых горных породах, в которых тектонические напряжения либо отсутствуют, либо не играют большой роли, например в варианте по а.с. № 950913 [бб].

АНАЛИЗ СЛОЕВОЙ И КОМБИНИРОВАННОЙ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ ПРИ ВЫЕМКЕ ПОЛОГИХ МОЩНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ С ВКЛЮЧЕНИЯМИ ПУСТЫХ ПОРОД

Варианты слоевой системы разработки с твердеющей закладкой хорошо изучены и освещены в литературе в трудах ученых институтов ИПКОН РАН, ВНИМИ, ГИПРОникель, Норильского горно-металлургического комбината. Однако возможности при этой технологии выделить и оставить в недрах породные включения практически не изучались. Это исследование выполнено на примере рудника Николаевский [2,49].

Николаевское месторождение представлено трубообразными, гнездообразными и пластообразными скарновыми рудными телами, приуроченными к контактам известняков с породами осадочного и магматического происхождения. Залежь "Восток-1" и сопутствующие ей в кровле и на флангах более мелкие, так называемые глыбовые рудные тела (ГРТ), характеризуются■весьма сложной морфологией, наличием незамещенных известняков внутри рудных скарнов (до ^(0%), сложной конфигурацией в плане и изменчивыми элементами залегания как по простиранию, так и по падению. В соответствие с проектом месторождение начало отрабатываться системой разработки подэтажными штреками с последующей твердеющей закладкой по схеме "камера-целик".

Анализ применения на месторождении камерно-целиковой вы-

емки позволил выявить следующие ее недостатки [2,40,49]:

- исключается возможность выделить породные включения; конструктивное разубоживание составляет 25-30%;

- после отработки первичных капер происходит постепенное разрушение междукамерных целиков, и они приобретают характерную форму песочных часов; ширина их в центральной части по высоте уменьшается от 20 до 15-10 к;

- в кровле камер происходит обрушение пород до образования свода естественного равновесия высотою, составляющей

0,8-1,1 ширины камеры;

- полевые выработки днища, находясь в зоне высоких концентраций напряжений, нередко разрушаются, обусловливая дополнительные потери руды и необходимые восстановительные работы.

Некоторого улучшения технико-экономических показателей можно было бы достигнуть, реализовав технические решения по а. с. № № 1051286, 1343017 и 1528004 [38,43,70,74,77]. Однако это не решает задачу повышения качества добываемых руд. Радикальным средством в этом отношении, а также в решении проблемы управления горным давлением является освоение на месторождении слоевых систем разработки [2,49,50]. Для пересечения породных включений при отработке залежи восходящими слоями разработана технология, предусматривающая частичную отбойку пустой породы и схему размещения ее на почве заложенных слоев [2]. При отработке смежных лент, пересекающих породное включение, необходимо выдерживать принятое для основных слоев опережение по одной из них и выемку слоев в последующей ленте производить вприсеч-ку к заложенным слоям предыдущей ленты (рис. 8). Использование предлагаемой технологии позволит основную часть породных включений в процессе добычи выделить и не вовлекать пустую породу в переработку. Зависимость удельного объема оставляемой в недрах породы от коэффициента рудоносности представлена на рис.9. Зависимость получена графо-аналитическим методом для условий Николаевского месторождения и может использоваться на месторождениях с подобной изменчивостью контуров промышленного ору-денения.

При добыче сырья малой и средней ценности разработка с полной закладкой выработанного пространства нередко экономи-

Рис. 8- Технологические схены отбойки породных включений-

а - ширина вклинения соизмерима с шириной слоя! 6 - то же с двумя ширинами слоя; 1 - отрабатываемый слой руды; 2 - твердеющая закладка! 3 -породное вклнчение! 4 - шпуры; 5 - порода от проходки вклинения■

еО & -

= 3

■О.

м

: ш

и

ы

Л™

^р-о

Г

1 у У .1

к '.*- '•И

№ Ф

Г

/

. » ч « г ал ал и и а? а* и < о

ПороЭные Ьключенмя о 5локе

(1-Кор), 3.еЭ

Рис- 9. Зависимость коэффициента выделения породных вклинений от коэффициента ру-доноснооти при отработке залежи восходящими слоями с твердеиией закладкой: 1 - при нулевой уровне потерь руды на контуре вы енки> 2 - то же при потерях! равных 50У,■

чески не оправдывается. Это ограничение побуждает к поиску других технологических решений, позволяющих исключить или существенно уменьшить затраты на производство закладочных работ. Полученные результаты исследований по сплошной слоевой системе разработки и подэ-тажным обрушением с торцовым выпуском руды при отработке сложных рудных тел позволяют рассмотреть их в сочетании или комбинированную систему разработки. Один из вариантов с комбинированный способом управления кровлей иллюстрируется схемой на рис. 10 [??].

Рис. 10. Технологическая схена комбинированной системы разработки:

1 - искусственный целик; 2 - камера; 3 - рудный целик.

На первой стадии выемкой параллельных полос извлекается часть запасов по площади слоевой системой разработки, и выработанное пространство заполняется твердеющей закладкой. На второй - отрабатывается часть запасов у образованных искусственных целиков камерами, на третьей - производится обрушение кровли между искусственными целиками в форме устойчивого свода, и рудный целик отрабатывается системой подзтажного обрушения с торцовым выпуском руды. Отработку участка возможно вести в две стадии: после создания искусственных целиков-опор извлекаются оставленные между ними рудные целики с обрушениеи кровли.

Основными параметрами технологических схем с комбинированным управлением кровлей являются размеры искусственных и временных рудных целиков, соотношение между ними и опережение в извлечении запасов первой и последующей очередей. Геомеханическая модель поведения рудных и искусственных целиков представляется следующим образом. Закладочный массив между рудными целиками в первоначальный период остается не нагруженным. Вес подработанной толщи пород распределяется на рудные целики. Позади фронта выемки временных рудных целиков сопротивление оседанию подработанной кровли оказывают только искусственные целики. Прочность твердеющей закладки в них ограничена 3-5 МПа. При больших нагрузках искусственный целик превращается в сыпучую среду. Последующие сдвижения кровли будут определяться закономерностями ее деформирования [2,45,46,5о].

Исследования деформирования искусственных целиков проводились на моделях из эквивалентных материалов. Моделировались схемы с двух- и трехстадийной выемкой залежи. Ширина искусс-

твенных целиков (£1) изменялась от равной мощности залежи (Ш) до ЗШ. Ширина временных рудных целиков (■Са) имитировалась равной 12=^1 и £ 2=2-61 при мощности рудной залежи 10 м и глубине залегания 1000 и. Испытывались варианты с подбучиванием бортов принудительно обрушенными породами и без него (рис. П"а", "б").

о ю го б,МПа

Рис- 11 - Способы поддержания кровли и характер деформирования целиков:

а - искусственники целиками! 6 - то же с подготовкой породами кровли! в -искуственныни композитными целиками! 1 - искусственного пассива при сплошной закладке твердеющими смесями! 2 - то же сыпучим материалом! 3.4 - целиков из твердейшей смеси шириной, равной а к За соответственно! 5,6 - то же, подбученных обрушенными породами кровли! 7 - композитных целиков (при 1Т = 0,5л, 1, = 2п, ]м = л).

Моделирование показало, что оседание кровли и разрушение цементного скелета целиков носит циклический характер: поперечное деформирование их происходит в результате образования новых поверхностей дилатансионного сдвига сыпучего материала. При ширине искусственных целиков (2,5-3,0)П1 зона объемного сжатия в них формируется после разрушения цементного скелета, и деформирование продолжается в режиме компрессионного уплотнения сыпучего наполнителя закладочной смеси. Подбучивание стенок целиков обрушенными породами кровли способствует ускорению формирования ядра объемного сжатия.

Испытывались композитные целики (см. рис. П"в"). Конструктивно целик оформлялся из двух стенок твердеющей закладки

шириной 0,5П1 каждая, иежду которыми засыпалась сыпучая иасса без цементирующей связи. Ширина полосы сухой засыпки принималась равной (1-2)ГО. Эксперименты показали, что величина оседания кровли при этом зависит от компрессионной характеристики насыпного материала. Подобные целики могут успешно применяться для поддержания пород кровли при ширине, равной 3-4-кратной мощности залежи.

Для оценки комбинированной технологии в табл. 5 приведены ее показатели в сравнении с камерно-целиковой и слоевой системами разработки с восходящим порядком выемки. Расчеты выполнены на примере одной из залежей Николаевского месторождения. При этом мощность рудного тела - 25 м, угол падения - 8°, коэффициент рудоносности - 0,75. Показатели разубоживания определялись с учетом возможностей каждой из сравниваемых систем разработки выделить и оставить в недрах породные включения.

Таблица 5

Сравнительные показатели систем разработки

Система разработки

Показатели камерно- сплошная комбинированная

целиковая слоевая с закладкой и

с закладкой с закладкой обрушением

Потери руды, 7,3 5,0 10,4

Разубокивание, 37,1 23,0 32,6

в т-ч- конструктивное, % 22,0 12,1 15,9

Себестоимость добычи, 100,0 119,5 104,4

Производительность труда,

т/чел.снену 19,0 12,4 20,7

Прибыль на 1 т балансовых

запасов, руб. 1,03 12,95 10,34

е

Как видно из табл. 5, максимальная прибыль достигается в рассмотренных условиях при системе разработки со сплошной выемкой восходящими слоями. При этом конструктивное разубожива-ние по сравнению с базовым вариантом может быть снижено почти на 10%.

Учитывая разнообразие условий Николаевского месторождения были выполнены расчеты прибыли на I т балансовых запасов, по конкурирующим вариантам технологии добычи руды. Анализ резуль-

татов этих расчетов (рис. 12) позволило рекомендовать:

- каиерно-целиковую систему разработки целесообразно применять на участках месторождения с валовой ценностью руды 60 руб/т и более при объеме породных включений до 10%;

- при валовой ценности руды более 70 руб/т и объеме породных включений более 10% разработку следует вести сплошной слоевой системой с восходящим порядком выемки и твердеющей закладкой; эта же технология является экономически выгодной при меньшей валовой ценности руды, если объемы породных включений превышают 30-40% от объема блока;

- комбинированную систему разработки рационально применять при выемке залежей с валовой ценностью руды до 70 руб/т и коэффициентом рудоносности более 0,6-0,62.

В настоящее время рудник Николаевский приступил к промышленным испытаниям и освоению сплошной слоевой системы разработки с восходящим порядком выемки и в ближайшее время эта технология займет ведущее место при отработке месторождения. Комбинированная система разработки прорабатывается в проекте отработки вкрапленных руд Норильского региона.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации в виде научного доклада дано теоретическое обобщение и научное обоснование новых технических, технологических и экономических решений, внедрение которых вносит значительный вклад в ускорение научно-технического прогресса в области технологии разработки сложных рудных залежей с раздельной выемкой промышленного оруденения и оставлением в недрах части породных включений, обеспечивающих освоением разра-

алл ч**

Рис- 12- Области рационального применения в условиях Николаевского месторождения систем разработки:

1 - канерно-целиковая с твердеющей закладкой; 2 - комбинированная с закладкой и обращением; 3 - сплошная слоевая о восхсдявдим порядком ВЫЕИНИ.

ботанных вариантов технологии и оптимизацией их параметров с учетом коэффициента рудоносности, величины изменчивости контуров рудного тела и погрешностей технологического контура выемки, повышение качества и полноты извлечения руд из недр и позволяющих на действующих рудниках получить значительный экономический эффект, перевести часть забалансовых запасов в балансовые, пополнив, тем самым, сырьевую базу многих месторождений

I. ВАЖНЕЙШИЕ НАУЧНЫЕ РЕЗУЛЬТАТЫ ВЫПОЛНЕННЫХ ИССЛЕДОВАНИЙ

1.1. Развита и научно обоснована методика выбора и оптимизации параметров системы разработки применительно к выемке сложных рудных тел с породными включениями, которая содержит:

- установление коэффициента рудоносности разрабатываемого блока (участка, залежи), который достаточно надежно прогнозируется по данным опробования разведочно-эксплуатационных выработок, как отношение промышленных проб ко всем отработанным сечениям;

- определение величины изменчивости контуров промышленного оруденения и погрешностей технологического контура выемки с учетом параметров залежей и буровзрывных работ (ошибки в замерах и определении контуров промышленного оруденения, глубины бурения и величины отклонения взрывных скважин);

- прогнозирование количественного и качественного уровня извлечения руды из недр при отбойке в зависимости от коэффициента рудоносности, изменчивости контуров промышленного оруденения и погрешностей технологического контура выемки;

- прогнозирование количественного и качественного уровня извлечения руды при выпуске;

- установление технико-экономических показателей добычи и обогащения руды в зависимости от характеристик рудного тела, технических и технологических параметров выемки по вариантам систем разработки;

- разработку алгоритма расчета эффективности сравниваемых вариантов выемки с учетом изменяющихся показателей, затрат и валовой ценности полезного ископаемого;

- выбор системы разработки и ее оптимальных параметров по критерию максимальной прибыли на I т балансовых запасов.

1.2. Доказано, что технология раздельной выемки сложных рудных тел с породными включениями реализуется без увеличения количества основных процессов и операций при системах разработки залежей: маломощных - подэтажньши штреками с выемкой по падению; штокообразных и весьма мощных крутопадающих - подэ-тажным обрушением с торцовым выпуском руды; обширных пологих мощных и весьма мощных - горизонтальными слоями с твердеющей закладкой и восходящим порядком выемки или комбинированной с выемкой параллельных полос с твердеющей закладкой, а запасов между ними - подэтажным обрушением с торцовым выпуском руды;

1.3. В результате теоретических исследований, натурных экспериментов установлено, что при системе подэтажных штреков с выемкой по падению качество добываемой руды по сравнению с валовыми способами добычи в зависимости от коэффициента рудо-носности удается повысить на 20-60% за счет:

- оставления в недрах большей части породных включений;

- снижения прихвата вмещающих пород (на 20-30% в зависимости от мощности рудного тела).

1.4. Впервые экспериментально доказано, что при системе подэтажного обрушения торцовым выпуском руды возможно осуществлять раздельную выемку промышленного оруденения и оставлять в недрах крупные породные включения путем отбойки последних узкой щелью в форме с расширяющегося к низу канала под углом более 2-3 при этом выработанное пространство полностью заполняется налегающими породами и буродоставочная выработка является достаточной компенсацией для размещения разрушенной породы.

1.5. В результате физического моделирования комбинированной технологии разработки установлено, что:

- сдвижение кровли подрабатываемого массива носит циклический характер и разрушение искусственных ленточных целиков происходит по образующимся сдвиговым поверхностям;

- несущая способность целиков из твердеющей закладки обеспечивается образованием зоны всестороннего сжатия при его ширине равной (2,0-3,0) мощности залежи на глубинах до 1000 м;

- подбутовка боковых обнажений искусственных целиков способствует уменьшению скорости и общей величины оседания кровли.

2. ОСНОВНЫЕ ПРАКТИЧЕСКИЕ РЕЗУЛЬТАТЫ ВЫПОЛНЕННЫХ ИССЛЕДОВАНИЙ

2.1. Разработанный и проведенный в промышленных условиях новый вариант системы подэтажных штреков с выемкой по падению и предварительным обогащением отбитой руды методом грохочения на специально сконструированном виброщелевом грохоте улучшает качество добываемой руды по сравнению с обычным вариантом системы в 1,3-1,6 раза. Однако потери полезного компонента при этом возрастают на 10-15%.

2.2 Предложена новая технология выпуска руды из блоков и рудоспусков жильных месторождений, основанная на применении вибролент-люков типа ВЛЖ, выпускаемых серийно. Проведенными в больших масштабах производственными испытаниями установлено, что внедрение нового вибролюка обеспечивает рост производительности труда на выпуске в 2 раза и по своей конструктивно-технологической сущности позволяет автоматизировать процесс погрузки руды из блока.

2.3. Разработанный вибродоставочный комплекс для доставки руды при проходке подэтажных штреков, состоящий из вибрационного погрузчика и виброленты - конвейера, позволяет в 2,0-2,5 раза снизить трудоемкость доставки руды и сократить ширину подэтажных штреков, пройденных с креплением дверными окладами, до 1,1-1,2 м.

2Л. Выполненные исследования показали, что систему разработки подэтажными штреками с выемкой по падению в условиях месторождений Хрустальненского комбината (типичных жильных) целесообразно применять для отработки весьма тонких жил мощностью до 0,5 м и тонких жил при коэффициенте рудоносности 0,35 и менее. В диапазоне изменения мощности жил от 0,5 до 2,0 м и коэффициенте рудоносности от 0,35 до 1,0 область эффектив-

ного применения системы зависит от конкретного сочетания величин перечисленных параметров рудных тел, валовой ценности руды и устойчивости боковых пород.

2.5. Разработан и широко опробирован вариант системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды, позволяющий в зависимости от коэффициента рудоносности и принятой высоты подэтажа до 35% объема породных включений оставлять в недрах без нарушений технологического режима. Применительно к этой технологии обоснованы рациональный режим эксплуатационно-разведочных и нарезных работ, параметры отбойки и выпуска руды. Выполненные промышленные эксперименты на Николаевском месторождении позволяют заключить, что в тектонически напряженных массивах на больших глубинах подэтажное обрушение с торцовым выпуском руды может безопасно применяться при отработке слепых рудных залежей ограниченной площади. Это достигается путем создания над выработанным пространством устойчивой формы , исключающей сдвижение подработанного массива на период очистной выемки запасов залежи. Выявлены количественные зависимости показателей извлечения от высоты подэтажа, ширины панели, толщины отбиваемого слоя руды и смещения соосных буродоставочных выработок относительно друг друга.

Освоение системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды на руднике "Юбилейный" Хрустальненского комбината позволило по сравнению с этажно-камерной системой повысить производительность труда в 2,2 раза, уменьшить издержки производства по прямым затратам на 34%, снизить в 1,8-2,0 раза удельный объем подготовительно-нарезных работ, совместить на одном рабочем горизонте в единый технологический процесс работы по проходке выработок, бурению, отбойке, выпуску и доставке руды.

На руднике "Николаевский" при внедрении подэтажного обрушения по сравнению с камерно-целиковой системой производительность труда возросла в 1,4 раза, а себестоимость I т металла в концентрате уменьшилась на 9,4%. При этом конструктивное разу-боживание при отработке залежи ГРТ № 3 сократилось на 3,7, а блоков Север-1 и Север-2 - на 2,2 абсолютных процентов.

2.6. Разработаны технологические схемы раздельной выемки руды при сплошной слоевой системе разработки восходящими слоя-

ии, обеспечивающие минимальный объеи работ по' породе независимо от горизонтального размера включений и ширины слоя. Установлено, что при этой технологии удается максимально оставить в недрах породные включения: при коэффициенте рудоносности равном 0,5 - до 70%, при коэффициенте рудоносности 0,8 -50-80% объема включения.

2.7. Установлены закономерности оседания кровли и несущей способности искусственных ленточных целиков при комбинированной системе разработки обширных пологих залежей. Выявлено, что образование зоны объемного сжатия обеспечивает несущую способность искусственных целиков и достигается при ширине целика равного: двум мощностям залежи - с подбутовкой обрушенными породами; трем мощностям - без подбутовки; трем - четырем мощностям - при композитной конструкции искусственных опор.

2.8. В результате внедрения в производство предложенных разработок получен годовой экономический эффект от внедрения системы подэтажных штреков с выемкой по падению - 247 тыс. руб (доля автора 90%), вибротехники 449 тыс. руб (доля автора -40%), подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды на руднике Юбилейный - 994,2 тыс. руб (доля автора - 80%) и на руднике Николаевский - 833,1 тыс. руб (доля автора - 75%). Ожидаемый экономический эффект от внедрения на Николаевском руднике слоевой системы разработки восходящими слоями свыше 10 руб на I т балансовых запасов.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах.

а) Монографии и брошюры

1. Исследование неравномерности промышленного оруденения жильных месторождений и его влияние на эффективность разработки / Назарчик А.Ф., Фрейдин A.M., Емельянов В.И. и др. Магадан, 1976, с. 144.

2. Повышение эффективности подземной разработки рудных месторождений Сибири и Дальнего Востока / Фрейдин A.M., Шала-уров В. А., Еременко A.A. и др. Новосибирск, Наука, 1992,

3. Совершенствование технологии выпуска руды из узких магазинов (обзорная информация) / Латышев М.З., Подковыркин А.И., Тишков А.Я., Фрейдин A.M. Цветметинформация, 1974, с.

б) Статьи и авторские свидетельства

4. Власов В.Н., Фрейдин A.M. Селективная технология выемки жильных месторождений с помощью плавающего вибрационного конвейера // Труды совещания по вопросам эффективных способов разработки жильных месторождений. 4-16 июня 1963 г. - Иркутск, 1964, с. II8-I20.

5. Шевелева Т.В., Фрейдин A.M. Потери рудной мелочи при выемке наклонных блоков на руднике "Иультин". - Колыма, 1965, с. 13-14.

6. Фрейдин A.M., Бовин A.A. О путях сокращения металла в целиках при разработке крутопадающих жил. // Ученые записки. ЦНИИОлово. Новосибирск, 1965, №3, с. 52-60.

7. Бовин A.A., Фрейдин A.M., Шевелева Т.В. О влиянии некоторых факторов на качество очистной выемки при разработке жильных месторождений. // Ученые записки. ЦНИИОлово. Новосибирск, 1965, №3, с.39-47.

8. Тишков А.Я., Фрейдин A.M. Вибролента-люк для выпуска руды при разработке жильных месторождений. - Горный журнал, 1969, №8, с.44-45.

9. Метод расчета оптимальной ширины очистного пространства для отработки рудных тел./Бовин A.A., Руденко O.A., Фрейдин A.M.

Ученые записки. ЦНИИОлово. Новосибирск, 1970, №1, с.73-82.

10. Фрейдин A.M., Бовин A.A. О разработке жильных месторождений с низким коэффициентом рудоносности. /Совершенствование технологии подземной разработки рудных месторождений, Кирг.ССР. ИФ и МГП, Илии, 1970, C.I08-II7.

11. Меньшиков Ю.А., Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Гендель-нан Л.С. Результаты испытаний и внедрение вибролюков на руднике "Центральный". Научно-технический бюллетень, Цветная металлургия, 1970, №12, с. 12-14.

12. Тишков А.Я., Григорьев В.М., Фрейдин A.M. Выпуск и транспортирование руды с помощью вибролент. Прогрессивные безопасные методы: Материалы семинара, состоявшегося на ВДНХ СССР 6-10 июля 1969 г. Губкин , 1970, с. 205-219.

13. Латышев М.З., Артемьев A.A., Фрейдин A.M. Применение системы с магазинированием руды и креплением срубовой крепью на руднике "Хрустальный" Научно-технический бюллетень. Цветная металлургия, 1971, №17, с.5-7.

14. Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Григорьев В.М. и др. Выпуск руды с помощью вибролент-люков. / Вопросы геологии и разработки месторождений олова. Научные труды. ЦНИИОлово. Новосибирск, 1971, №2, С. 42-47.

15. Фрейдин A.M. Эффективность применения подэтажных систем при разработке тонких жил. // Там же, с. 53-57.

16. Внедрение вибролент-люков ВЛР-I на Пышминском руднике. / Тишков А.Я., Григорьев В.М., Фрейдин A.M. и др. Горный журнал, 1972, № 9, с. 41-42.

17. Назарчик А.Ф., Панфилов Е.И., Фрейдин A.M. К вопросу определения области эффективной разработки жильных месторождений системой подэтажных штреков с выемкой по падению. АН СССР, сектор физикотехнических проблем ИФЗ им. O.D. Шмидта. Москва, 1973, с. 27-44.

18- Выпуск руды с помощью вибролент-питателей "Волна". //

Тишков А.Я., Григорьев В.М., Фрейдин A.M. и др.- Горный журнал, 1975, №2, с. 48-51.

19. Бовин A.A., Ким Н.Б., Фрейдин A.M. и др. О применении самоходного оборудования и механизированных комплексов при выемке тонких крутопадащих жил. Сб., Совершенствование систем и технологии разработки жильных месторождений.: Материалы Всесоюзного семинара. - Владивосток, 1975, с. 61-66.

20. Эффективность разработки жильных месторождений системой подэтажных штреков с выемкой по падению. / Назарчик А.Ф., Фрейдин A.M., Тишков А.Я. и др. Там же , с. 94-106.

21. Новое в механизации выпуска руды при разработке жильных месторождений. / Тишков А.Я., Крейнер В.И., Фрейдин А. М. и др. - Там же, с. I07-II4.

22. Руденко O.A., Фрейдин A.M., Бовин A.A. Оценка вероятных потерь металла в оставляемых безрудных целиках при выемке жил системой подэтажных штреков. // Научные труды. ЦНИ-ИОлово. Новосибирск, 1976, №4, с. 37-39.

23. Назарчик А.Ф., Бовин A.A., Фрейдин A.M. Анализ патентов и научно-технической литературы в области разработки жильных месторождений.: Материалы Всесоюзного координационного совещания. - АН СССР. Сектор физико-технических проблем ордена Ленина ИФЗ им. О.Ю.Шмидта,- М.,1977, с. 89-114.

24. О геометризации горно-геологических параметров жиль-ых месторождений для прогнозирования показателей выемки.

Бовин A.A., Фрейдин A.M., Евдокимов Е.И. и др. - Научные труды. ЦНИИОлово. Новосибирск, 1977, №5, с. 13-18.

25. Новый грохот для классификации крупнокусковых руд. // Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Бовин A.A. и др. - Горный журнал, 1978, №5, с. 49-50.

26. Фрейдин A.M. Эффективность применения механизированных комплексов как нового направления научно-технического прогресса при разработке жильных месторождений. / Интенсификация науки и производства как единый процесс.: Тез. докладов и сообщений к 6-й традиционной Новосибирской научно-практической конференции. Новосибирск, 1981, с. 89-92.

27. Гуляихин Е.В., Фрейдин A.M. Вклад ЦНИИОлова в развитие горно-обогатительного производства. Горный журнал, 1982,

№5, с. 5-7.

28. Схемы проведения выработок и их эффективность. // Перфильев В.Б., Зырянов В.Д., Фрейдин A.M. и др. - Горный журнал, 1981, №8, с. 33-37.

29. О создании новой технологии разработки рудных тел комплексами машин на монорельсах. / Фрейдин A.M., Кореньков Э. Н.. Какойло В.Н. и др. -Горный журнал. 1980, »10, с. 23-25.

30. Проведение выработок с применением самоходного оборудования на руднике "Юбилейный". / Шкарпетин В.В., Зиамов X. Б., Фрейдин A.M. и др. -Горный журнал, 1980, №9, С. 32-34.

31. Кореньков Э.Н., Фрейдин A.M. Эффективность разработки месторождений самоходным оборудованием с выемкой подэтажами. Сб. Совершенствование техники и технологии подземной добычи руд цветных металлов. ВНИИцветмет. Усть-Каменогорск, 1981, с. 164-172.

32. Об эффективности разработки мощных рудных залежей системой подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды. // Фрейдин A.M., Перфильев В.Б., Зырянов Б.Д. и др. -Горный журнал, 1982, №2, с. 28-29.

33. Сравнительная эффективность разработки жильных месторождений механизированными комплексами. / Фрейдин A.M., Во-хомский С.С., Ершов С.И. Физико-технические горные проблемы. ФТПРПИ АН СССР. Новосибирск, 1983, №5, с. 60-69.

34. Фрейдин A.M., Ершов С.И., Мельницкий B.C. К определению оптимальных параметров системы разработки подэ-тажным обрушением с торцовым выпуском руды. / Комплексное использование сырья. -АН КазССР., 1984, №1.

35. Развитие технологии добычи руды на оловодобывающих подземных рудниках. / Фрейдин A.M., Кореньков Э.Н:, Вохомский С.С. и др. -Перспективы развития горной техники и технологии, обеспечивающие высокую степень механизации основных и вспомогательных операций.: Тез. докл. к Всесоюзной научно-технической конференции. -ЦНИИ экономики и информации цветной металлургии, М., 1983, с. 19-20.

36. Рациональные параметры системы подэтажного обрушения с послойным торцовым выпуском руды / Фрейдин A.M., Мельницкий B.C., Зарянов Б.Д. и др. - Горный журнал, 1984, №1, с.35-37.

37. Совершенствование буровзрывных работ при отработке рудных зон средней мощности. / Фрейдин A.M., Мельницкий B.C., Суханов И.К. и др. -Цветная металлургия, 1985, №3, с. 13-16.

38. Новые технологические схемы выпуска руды самоходным оборудованием при камерных системах разработки. / Какойло В.Н., Кореньков Э.Н., Курленя М.В., Фрейдин A.M. -Горный журнал. 1986, №2, с. 44-47.

39. О напряженном состоянии массива пород при разработке крутопадающих залежей системами с обрушением руды и вмещающих пород. / Серяков В.М., Фрейдин A.M., Хрусталев H.H., Р.Юн. В кн.: Развитие технологии добычи руд на больших глубинах. Сб.научных трудов ИГД СО АН СССР. Новосибирск, 1988, с. 16-25.

40. К оценке камерно-целиковой системы разработки на Николаевском руднике. / Беляева М.Д., Какойло В.Н., Суханова В. Е., Фрейдин A.M. Тан же, с. 78-94.

41. Фрейдин A.M., Мельницкий B.C., Ершов С.И. Оптимизация параметров системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды. - В кн.: Системное моделирование технологии горных работ. Сб. научных трудов ИГД СО АН СССР, Новосибирск,

1989, с. 75-85.

42. Об особенностях напряженного состояния массива горных пород при системе разработки с обрушением и близлежащих пород. / Серяков В.М., Фрейдин A.M., Хрусталев H.H.,Р.Юн. - В кн.: Численные методы оценки устойчивости подземных сооружений. ГИ КФ АН СССР, Апатиты, 1988, с. 22-29.

43. Какойло В.Н., Курленя М.В., Фрейдин A.M. Площад-но-торцовая технология выпуска руды при камерных системах разработки. - Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. Новосибирск, Наука, 1989, №6, с. 63-70.

44. Ершов С.И., Мельницкий B.C., Фрейдин A.M. К вопросу оптимизации, параметров систем разработки. Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. Новосибирск, Наука,

1990, №1, с. 58-68.

45. Фрейдин A.M., Шалауров В.А., Какойло В.Н. Перспективы применения систем с обрушением и закладкой в условиях больших глубин. Горно-добывающие комплексы Сибири и их минерально-сырьевая база. Ч.з.: Материалы Всесоюзной конференции по развитию производительных сил Сибири. Новосибирск, 1990,

с. 12-13.

46. Фрейдин A.M., Шалауров В.А., Какойло В.Н. О комбинированной технологии разработки пологопадающих рудных залежей. -Всесоюзная научно-техническая конференция "Теория и практика проектирования строительства и эксплуатации высокопроизводительных рудников". М., 1990, с. 69-70.

47. Оценка природных факторов формирования удароопаснос-ти на малых глубинах. / Пиленков Ю.Ю.,Фрейдин A.M., Антипов

A. В., Дорошенко В.И. -В кн.: Горное давление и технология подземной разработки руд на больших глубинах. ИПКОН АН СССР. М., 1990, с. 55-59.

48. Фрейдин A.M. О выборе системы разработки и оптимизации параметров выемки с учетом коэффициента рудоносности. -Оптимизация горных работ и фрагменты САПР. Сб. научных трудов ИГД СО АН СССР. Новосибирск, 1990, с. 135-137.

49. Об удароопасности Николаевского месторождения. Дорошенко В.И., Фрейдин A.M., Гусев М.С., Науменко Ю.Д. -Горный журнал, 1990, №1, с. 49-51.

50. К сравнительной оценке систем разработки с обрушением и закладкой на больших глубинах. / Фрейдин A.M., Шалауров

B.А., Какойло В.Н. и др. -В кн.: Горное давление и технология подземной разработки руд на больших глубинах. ИПКОН АН СССР. М., 1990, с. 80-86.

51. Стажевский С.Б., Фрейдин A.M., Русин Е.П. На подземных рудниках Швеции (состояние и перспективы). -Горный журнал, 1991, №10, с. 55-57.

52. Курленя М.В., Фрейдин A.M. Основные тенденции развития технологии подземной разработки РУДНЫХ месторождений Сибири и Дальнего Востока. Доклад на AV Всемирном Горном Конгрессе. Мадрид, Испания, 1992, с 4.5-52.

53. A.c. № 310849 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство для выпуска материала из наклонных выработок. / Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Латышев М.З. и др. - Опубл. в Б. И., 1971, №24.

54. A.c. № 369279 (СССР). Вибрационный конвейер. /Тишков А.Я., Григорьев В.М.. Фрейдин A.M. и др. Не публикуется.

55. A.c. № 374105 (СССР). Щелевой вибрационный грохот. /Тишков А.Я., Федоров С.А.,Фрейдин A.M. и др. Не публикуется.

56. A.c. № 422858 (СССР). Вибропогрузочная машина. /Тишков А.Я., Креймер В.И., Фрейдин A.M. Не публикуется.

57. A.c. № 471126 (СССР). Вибрационный погрузчик. /Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Креймер В.И. и др. -Опубл. в Б.И.,

1975, № 19.

58. A.c. № 497059 (СССР). Щелевой грохот. /Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Бовин A.A. и др. - Опубл. в Б.И. 1975, № 48.

59. A.c. №537712 (СССР). Щелевой вибрационный грохот. /Бовин A.A., Фрейдин A.A., Тишков А.Я. и др. Опубл. в Б.И.,

1976, №45.

60. A.c. № 685580 (СССР). Вибрационное устройство для транспортирования сыпучих материалов. /Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Креймер В.И. и др. - Опубл. в Б.И., 1979, № 34.

61. A.c. № 745808 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство. /Чекушкин В.А., фрейдин A.M., Голодяев А.П. и др. - Опубл. в Б.И., 1980, № 25.

62. A.c. № 787294 (СССР). Способ возбуждения колебаний в гибкой транспортирующей поверхности. /Чекушкин В.А., Голодяев А.П., Фрейдин A.M. и др. - Опубл. в Б.И., 1980, № 46.

63. A.c. № 810578 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство. /Чекушкин В.А., Фрейдин A.M., Кореньков Э.Н. и др. - Опубл. в Б.И., 1981, № 9.

64. A.c. № 881347 (СССР). Эжектор для проветривания тупиковых выработок. /Голодяев А.П., Фрейдин A.M., Глазунов С.И. и др. - Опубл. в Б.И., 1981, № 42.

65. A.c. № 899417 (СССР). Вибрационное устройство для выпуска сыпучих материалов. / Чекушкин В.А., Фрейдин A.M., Меньшиков Ю.А. и др. - Опубл. в Б.И.., 1982, № 3.

66. A.c. № 950913 (СССР). Способ разработки полезных ископаемых. /Фрейдин А.М., Голодяев А.П., Зырянов Б.Д. -Опубл. в Б.И.,1982, № 30.

67. A.c. № 965531 (СССР). Пневматический вибратор. /Тишков А.Я., Ткач Х.Б., Фрейдин A.M. и др. - Опубл. в Б.И., 1982, № 38.

68. A.c. № 969617 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство. /Чекушкин В.А., Фрейдин A.M., Бегунов В.Г. и др.

- Опубл. в Б.И.. 1982, № 40.

69. A.c. № 994778 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство. /Чекушкин В.А., Фрейдин A.M., Тишков А.Я. и др. -Опубл. в Б.И., 1983, № 5.

70. A.c. № I05I286 (СССР). Способ разработки крутопадающих рудных тел . /Какойло В.Н., Фрейдин A.M., Курленя М.В. и др. - Опубл. в Б.И., 1983. № 40.

71. A.c. № 1065042 (СССР). Щелевой вибрационный грохот. /Тишков А.Я., Фрейдин A.M., Ануфриев С.М. и др. - Опубл. в Б.И., 1984, № I.

72. A.c. №1125170 (СССР). Вибрационное транспортирующее устройство. /Чекушкин В.А., Бегунов В.Г., Фрейдин A.M. и др. - Опубл. в Б.И., 1984, № 43.

73. A.c. №1218116 (СССР). Способ разработки пологих рудных залежей. /Курленя М.В., Трегубов Б.Г., Фрейдин A.M. и др. - Опубл. в Б.И., 1986, № 10.

74. A.c. № I3430I7 (СССР). Способ разработки залежей полезных ископаемых и секция передвижной опалубки для его осуществления. /Курленя М.В., Фрейдин A.M., Левин B.C. и др.

- Опубл. в Б.И., 1987, № 37.

75. А.с № 1528004 (СССР). Способ разработки сложных рудных тел. /Фрейдин A.M., Мельницкий B.C., Науменко Ю.Д., Листратенко В.П. Не публикуется.

76. A.c. № 1532705 (СССР). Способ разработки месторождений полезных ископаемых. / Курленя М.В., Фрейдин A.M., Ус-ков В.А. и др. - Опубл. в Б.И., 1989, № 48.

77. A.c. № 1606667 (СССР). Способ управления горным давлением. /Фрейдин A.M., Какойло В.Н., Шалауров В.А. и др. Опубл. в Б.И., 1990, № 42.

78. A.c. № I50I6I0 (СССР). Способ разработки рудных месторождений. /Беркович В.Х., Барашкин А.П., Фрейдин A.M. и

Фориат 60x84/16. Объем 4 п.л. Печать офсетная. Тираж 100 экз. Заказ 45.

ИГД СО РАН